巷道支护方法与支护

关键词： 软岩 掘进 巷道 支护

巷道支护方法与支护（精选十篇）

巷道支护方法与支护 篇1

一、软岩巷道出现破坏变形的机理与原因

(一) 软岩巷道的破坏机理

软岩一旦处于非线性、塑性的大变形阶段, 变形场就属于非线性力学场, 所以, 软岩巷道与硬岩巷道的破坏机理完全不同。对软岩巷道围岩的强度、巷道的变形量、应力的状态以及围岩的矿物成分进行具体的分析, 同时根据软岩工程的力学理论对矿山的类型进行确认。如果荷载情况高于支护极限的承载力的时候, 巷道的围岩必然会出现变形, 支护也必然会遭到破坏。这些类型的外荷载力主要有六种, 分别是:第一, 履岩的压力;第二, 构造应力;第三, 膨胀应力;第四, 碎胀应力;第五, 支承压力;第六, 冲击地压。对支护的稳定造成影响的主要因素就是外力的作用, 但是, 岩石的性质也能够起到非常重要的作用, 岩石上述应力的作用之下, 围岩就会出现失稳的情况, 这也就会造成支护失稳的情况发生。

(二) 软岩巷道的变形原因

第一, 巷道出现失稳情况的主要原因就是因为围岩没有足够的承载能力。在室内进行岩石的力学试验能够得只, 巷道围岩的抗压强度如果不超过21.0MPa, 这种类型就是最为典型的软岩结构。此外, 巷道内的断层使得破碎带增加, 这也会对围岩整体的承载能力造成较大的影响。

第二, 地应力较大, 巷道所在地区存在大量的断层、地质条件也不是很好, 主要的应力是水平应力, 同时, 应力的数值较大。

第三, 支护原本的参数不够合理。支护原本的参数容易出现下面几种问题, 支护的强度不足, 无法形成一个整体的支护效果;托盘与锚杆无法匹配, 托盘的厚度也明显不足, 有些托盘出现翻转、内陷的情况, 以至于锚固失去效果。此外, 在进行施工的过程中, 如果出现部分锚杆的预紧力不足、巷道的支护工作滞后等现象, 巷道中关键的部位就会最先出现失稳、破坏, 导致断面整体失效;应力的集中区域没有采取相应的措施进行控制, 在巷道的底板中, 围岩容易出现高应力的现象, 导致巷道的底板出现明显的剪切破坏一击塑性变形, 产生弯曲、碎胀等变形的情况。

二、对软岩巷道的支护方法进行优化

(一) 软岩巷道的支护形式

根据该巷道的具体特征, 对巷道的断面形状进行确认, 如果形状是直墙半圆拱形, 想要对巷道的底鼓进行控制就可以使用反底拱与底角锚杆进行耦合的支护形式来进行相应的治理。对轨面进行确定, 方向为下就按照弧形来挖掘600mm深来作为反底拱的铺设基础, 两顶与帮都要增加100mm来为毛断面的施工留下尺寸。

(二) 软岩巷道的支护参数

第一, 锚杆。巷道的顶板以及两帮都要选择直径为2500mm×20mm的四级专用螺纹钢所加工的高性能锚杆, 间排距可以为700mm×600mm。在两侧的底脚位置打上一根直径为22mm的底角锚杆, 长度为2800mm, 与基本锚杆之间的间距要低于1000mm。选择锚固加长的方式, 锚杆选择K2350树脂药卷与Z2360树脂药卷。第二, 锚索。选择直径为9000mm×17.8mm的锚索, 排拒为2100mm, 在顶板的两侧第二、第三根锚杆中按照45°角加入一根锚索, 孔中使用Z2360树脂药卷和K2350树脂药卷。第三, 托盘。锚杆选择300mm×300mm的新型托盘, 锚索选择400mm×400mm的新型托盘。

结语:

本文以刘庄矿为例, 对软岩巷道的围岩破坏变形的原因及特征进行了具体的分析, 对软岩巷道的破坏机理也进行了相应的探讨, 同时提出了对软岩巷道支护方式的优化方法, 希望能够为日后的软岩巷道挖掘与支护提供有效的帮助。

参考文献

[1]李凤, 张成良, 张鹏强.软岩巷道掘进支护方法研究[J].有色金属 (矿山部分) , 2011 (06) .

[2]何远富, 姜凡均, 盛佳, 张小平.软岩巷道破坏机理及支护方法研究[J].矿业研究与开发, 2009 (06) .

特殊条件下煤矿巷道施工与支护方法 篇2

关键词：松软岩层，含水岩，巷道施工

煤矿井下巷道开挖之后，巷道顶帮围岩原有的三向应力的平衡状态被打破，为了保持巷道的稳定性，避免围岩出现垮落或变形过大的现象，巷道掘进后一般都要进行支护。支护的主要方法是架设棚式支架，砌筑石材整体式支架和锚喷、锚网支护。但在特殊条件下，巷道的支护往往采用一般的方法很难通过，而且即使通过了也会给将来采煤工作面的安装和生产造成困难，所以在特殊条件下巷道的施工及支护方法是值得研究的，在这里所说的特殊条件主要是指巷道要经过的地段为松软岩层破碎带及含水岩层，下面就这两种情况下采取的支护方式及措施做详细介绍。

一、巷道过松软岩层破碎带的施工及支护

1、松软岩层的四种属性

松：岩石结构疏松、密度小、孔隙度大的岩层；散：岩石胶结构度很差或未胶结的颗粒状岩层；软：岩石强度很低、塑性大或含粘土矿物质易膨胀的岩层；弱：受地质结构的破坏，形成许多弱面，如：节理、层理、裂隙等，破坏了原有的岩体强度的岩层。

2、松软岩层巷道施工需要考虑的几个问题

（1）正确选择巷道位置，保证巷道处于稳定的状态。

岩石性质：应尽量将巷道布置在遇水膨胀量小，质地均匀，较坚硬的岩层中。

支撑压力的影响：回采动压是造成煤层隧道破坏的主要原因，煤层开采以后，工作面附近巷道的压力明显增加，这取决于巷道与工作面距离的大小和落煤方式，此外我们孩必须避开采场上下固定压力的影响范围，有可能的话应尽量把巷道布置在应力降低区或原岩应力区的岩层中为宜。

（2）巷道断面形状的选择

由于软岩层地质情况非常复杂，巷道支护不单纯受岩层的埀力作用，而且还受到周围岩层很大的膨胀压力，故巷道断面的形状应根据低压的大小和方向来选择。

（3）破岩方式的选择

在松软岩层中掘进巷道，破岩方法最好以不破坏或少破坏巷道围岩为原则。若使用钻眼爆破破岩，应采用光面爆破。

（4）支护方式或支护结构的选择

松软岩层的地压显现属于变形地压，在其中开挖的巷道若不及时控制，则围岩变形发展很快，甚至围岩深处也有不同程度的位移，继而可能出现围岩破裂、流变以至垮落，对于此类特殊的不良地层中开挖的巷道，其支护结构应具备“先柔后刚”的特性，一般需要在初始支护的基础之上采取二次支护。松软岩层中，巷道的初始支护应按照围岩与支架共同作用的原理，选用刚度适宜，具有一定柔性的可缩性支架。

二次支护的作用在于提高巷道的稳定性和安全性，应采用刚度较大的支护结构。若采用锚喷支护作为初始支护时，二次支护仍可采用锚喷支护，也可砌碹。在主要工程或地压特大地段，喷射混凝土还应增加钢筋网和金属骨架形成联合支护结构，并采用不同长度锚索锚杆相结合的方式，构成稳定的承载环。

应该指出，由于各矿区松软岩层的工程地质条件千差万别，故支护形式的选择必须从实际出发，适合本矿区岩层的特点。

（5）加强巷道底板管理

软岩巷道，特别是在具有膨胀性的围岩中掘进的巷道，多数是要发生底鼓的，因此安装底拱的作用是不可忽视的，底拱的安置时间应视巷道支护方式而定。

（6）重视围岩的变形测量监控

在松软岩层巷道采用锚喷支护时，一定要配合进行围岩变形测量监控，以便及时调整支护参数，尤其对巷道围岩的收敛变形应该特别重视。

二、巷道过含水层时采取的措施

煤矿发生透水或淹井事故的主要水源是井下的强含水层水、断层水和采空区积水等，有时地面河流、湖泊和水库的水也可能通过孔洞裂缝渗入井下。为了防止巷道掘进时发生透水事故，必须做好水文地质和探放水工作，主要的防水措施有如下几点：

1、做好水源的调查研究工作

首先应了解地下水的分布情况及储水量，详细分析已有的水文地质资料外，做好采空区过去生产情况的调查研究工作。

2、密切注意透水前的征兆

在一般情况下，透水之前都是有征兆的，如煤壁和顶板突然渗出水珠，掘进迎头淋水增大，工作面出现红色带臭味的水，煤层里有“吱吱”的水叫声等。当发现这些征兆后，应立即采取措施进行处理，如情况紧急必须立即发出警报，撤出所有受水害威胁地点的人员。

3、认真做好探、放水工作

探、放水工作是矿井水文地质工作的重要内容之一，当巷道接近采空区含水断层和强含水层时，都要进行探放水工作，其主要内容有：钻孔布置：探水钻孔应保持适当的超前距离、帮距和密度，巷道探水：钻孔布置方式及其控制范围应根据巷道前进方向积水分布情况而定。石门探水：在生产水平附近有采空区积水时，石门贯通煤层之前均须探水。钻孔放水：巷道掘进时，如其前方遇到用水量很大的含水层，可采用钻孔放水方法造成人工降水漏斗。

在打探、放水钻孔之前要加强钻孔附近巷道的支架，水压较大地点要砌筑水闸墙，在放水以前必须完善排水系统，同时必须估计储水量，并要根据矿井的排水能力和水仓能量控制钻孔放水量。在排水过程中，还要防止被水所封住的瓦斯突然涌出造成危害的措施。

4、注浆堵水或改道绕行

当掘进工作面前方遇到强含水层，由于种种原因不能采用防水措施时，应采用注浆堵水的方式把巷道将要穿过的岩层进行注浆堵塞加固，而后在无水的条件下安全通过含水堵段。对于溶洞性的灰岩水，如果巷道穿过有困难时，也可以根据溶洞分布规律避开溶洞难点，改变巷道掘进路线，即所谓实行改道的方法通过涌水段。

巷道支护方法与支护 篇3

以持续变形、流变为主要特征的软岩巷道支护问题, 是目前我国煤炭深部开采面临的严峻挑战[1] 。仅就平顶山矿区而言, 十矿、十一矿等多个矿井开采深度已达1 000 m左右, 都出现了松软岩层巷道施工与后期维护困难的问题。然而, 纵观巷道支护的理论、方法和成果, 人们关注的重点更多地集中在巷道施工和后期使用阶段, 尤其是在巷道使用阶段投入的精力更多。传统施工与支护方法在巷道完成后不久就出现变形破坏, 有的在未投入使用前就多次返修, 不仅增加了企业成本, 而且还威胁生产安全。由于软岩巷道是处于复杂地层中的特殊工程结构, 其稳定与否受地质条件、地应力环境、施工方法、巷道自身断面大小、断面形式、支护方式等多种因素的影响, 仅仅从巷道开挖后的受力状态考虑巷道的支护问题, 有一定的局限性和被动性, 巷道支护的效果也往往不理想。因此, 不断探索、研究适合深部软岩巷道支护的新理论、新技术、新材料, 已成为深部开采的研究热点和核心之一。

笔者运用系统工程的方法, 分析深部软岩巷道支护问题, 从地质勘察、巷道位置的选取就开始考虑巷道的支护问题, 使支护工作前移, 并从勘察、设计、施工、监测与维护等方面进行了全方位分析。

2 巷道支护技术系统工程方法要点分析

巷道支护绝不是在开挖之后才进行的工作, 而应是贯穿于地质勘测、巷道层位确认、断面形状设计、施工方法、支护材料选择及后期使用维护全过程的系统工程, 其中每个阶段的工作都应以维持巷道围岩的完整性、稳定性为目标。

按照系统工程的方法, 可将巷道支护分为3个阶段, 即设计、施工和使用维护阶段, 见图1。每个阶段的工作内容各不相同, 但其根本的目标是一致的, 即降低巷道的支护难度, 确保巷道的稳定。

2.1 掌握详尽的地质勘察资料

井巷工程全部埋置在地下岩土体内, 其安全、经济和正常使用, 都与所处的工程地质环境密切相关。因此, 在矿井建设初期, 要深入细致地进行工程地质勘察, 查清基本地质地形情况和岩体的基本工程特性, 特别是工程地质和水文地质条件、地质构造情况、应力场状态以及主要岩层的岩性条件, 获得需要的各种地质资料, 最终对有关问题做出评价, 并作为后期井巷工程布置、确定施工方案、编制施工措施的依据。

2.2 巷道在岩体中的层位选择与方位确定

在矿井总体布置设计阶段, 应以经济合理、技术可行为原则进行优化, 综合考虑巷道的选层定位, 井点和车场水平标高的确定, 以及巷道走向和开采顺序的安排等问题。同时还要注意以下几个问题:

1) 主要巷道, 如服务年限长, 对生产影响大的巷道、断面大的硐室, 应选择在强度大、膨胀性小、地质构造和水文条件简单的层位和地区。

2) 主要巷道走向应尽量与最大地应力方向平行而不要垂直, 尽量避免与断层、软弱夹层、节理方向平行或小夹角相交, 若不能绕避, 则应尽量使巷道的轴向与其走向间呈45°~65°夹角为宜。

3) 尽量避免巷道在空间上重叠、密集交叉, 硐室群的施工应根据所处区位的工程地质等条件优选出最佳施工顺序。

4) 应使主要巷道免受采动压力影响。实践证明, 煤层开采以后, 其底板岩石大巷围岩的压力明显增高, 这是造成煤层底板岩石大巷破坏的主要原因。因此, 最好将巷道布置在应力降低区或原岩应力区内。如某矿将岩巷布置在距煤层垂距20~30 m时, 与采场上端煤柱上角水平线成45°角的范围内, 受到的压力较小 (图2) 。

1—固定支承压力影响区;2—煤层底板岩石巷道;3—应力降低区;4—移动支承压力有害影响区;5—原岩应力区。

2.3 确定合理的巷道断面形状

巷道开挖后, 引起围岩应力的重新分布, 而应力的分布与巷道的断面形状密切相关。巷道围岩应力分布的规律是:顶、底板围岩容易出现拉应力;周边转角处存在较大的剪应力;巷道的高宽比对围岩应力分布的影响极大。因此, 应根据地压的大小和方向来选择巷道断面形状。

若地压较小, 选用直墙半圆拱形是合理的;若巷道周围均受到较大的压力, 则宜选择圆形巷道断面;若垂直方向压力特别大而水平方向压力较小时, 则应选用直立椭圆形断面或近似椭圆形断面;若水平方向压力特别大而垂直方向压力较小时, 则应选用曲墙或矮墙半圆拱带底拱、高跨比小于1的断面, 或平卧椭圆断面。

如某矿胶带输送机暗斜井, 采用直墙半圆拱形断面, 建成后不久即被压垮。该暗斜井修复时, 选用曲墙、半圆拱加底拱的近似圆形断面, 如图3所示, 永久支护为U形钢支架, 克服了原直墙半圆拱形断面局部受力不均的缺点。

2.4 选择合理的破岩方法

松软岩层巷道掘进时, 应以保持围岩的整体性、不破坏或少破坏巷道围岩为原则选择破岩方法。

若采用爆破破岩, 应选用光面爆破技术, 尽可能减少爆破对围岩的破坏作用, 将围岩的整体性和自承

1—预留300 mm混凝土衬砌;2—混凝土块砌筑的底拱。

能力受掘进的影响减小到最低限度。

实践表明, 掘进机破岩能够最大限度地保持巷道围岩的整体性和稳定性, 是目前值得大力推广的破岩技术。

2.5 确定合理的支护方案

松软巷道围岩的支护应以强化围岩、整体承载、允许变形、适当让压、控制巷道断面为原则, 通过支护来加强巷道围岩的整体性, 保持和提高巷道围岩的整体承载性能, 通过支护来抵制压力、释放压力, 控制巷道的整体变形, 保证有足够的巷道空间满足生产需要。松软巷道围岩一般需要二次支护。

2.5.1 初始支护

根据围岩与支架共同作用原理, 初始支护应选用刚度适宜、具有一定柔性或可缩性的支护结构, 既允许围岩有一定的移动变形, 以释放压力, 同时又能限制围岩发生大的变形移动, 以抵抗压力。实践证明, U形金属可缩性支架可用作初始支护。而锚喷支护既主动控制围岩又允许围岩有一定变形, 是一种更为理想的初始支护方案。目前用于松软岩层巷道的锚喷网支护结构方式有以下几种:

1) 锚网、桁架锚网、钢筋梯锚网、钢带锚网等。原则上不喷层、不进行二次支护。底鼓不严重的底板可仅用锚杆加固底帮角。

适用条件:厚煤层和急斜煤层的全煤回采巷道;埋藏较浅的软岩回采巷道;无膨胀性的较软岩回采巷道和准备巷道。

2) 一次支护用锚喷网支护, 二次支护用复喷混凝土或局部增加钢筋梯复喷。底板用全封闭的锚喷网支护, 适用于马蹄形、拱形断面。

适用条件:采区上下山、石门;压力不大的浅部矿井基本巷道;煤层易风化、易发火且底鼓较严重的回采巷道。

3) 一次支护锚喷网, 二次支护锚喷网。二次支护的锚杆较一次支护稍长, 数量减少。

适用条件:软岩矿井各类基本巷道;压力较大的软岩矿井采区上下山、石门等。

4) 一次支护用锚喷网, 二次支护用速凝水泥或速凝高水材料对围岩进行注浆加固。

适用条件:节理化破碎岩体各类巷道;松散性岩体各类巷道。

5) 一次支护用锚喷网, 二次支护用架后预留有变形充填层的全封闭钢架封闭支护 (带弧度) , 必须及时将钢架全喷混凝土封闭。

适用条件:高应力强膨胀软岩矿井各类基本巷道和准备巷道;井底车场巷道。

6) 一次支护用锚喷网, 二次支护用预留有变形充填层的U形钢支架、半底拱全封闭。

适用条件:高应力强膨胀软岩各类基本巷道 (包括井底车场巷道) 。

需要指出的是, 上述方案中的二次喷混凝土均属一次支护范畴。在深部巷道支护中, 如果采用锚杆支护, 均应给锚杆施加一定的预紧力, 以提高锚杆限制围岩变形的能力, 从而提高锚杆支护的质量与效果。

2.5.2 二次支护

在围岩变形稳定后, 为了保证巷道较长时间的稳定和服务期的安全, 应当给巷道围岩提供后期支护强度和刚度, 这就是二次支护。二次支护同时起到安全储备的作用。

二次支护可采用锚喷支护, 也可采用U形钢支护。二次支护的关键是支护的时机, 根据实践其最佳时机是在一次支护巷道围岩变形稳定 (收敛) 后, 一般在开掘20~40 d、围岩变形速度小于0.05 mm/d、变形—时间曲线出现稳定平缓拐点之后进行支护。

2.5.3 联合支护

在非常松软破碎的岩层中, 仅使用某种单一的支护方法往往很难奏效, 尤其是在围岩条件差的重要地段, 如马头门、井底车场的重要硐室、主要运输和通风大巷等。实践表明, 对于这种条件采用注浆加固技术、大断面硐室锚索技术、U形钢可缩支架和弧板支架, 高强预应力锚杆、锚索和U形钢支架等联合支护技术, 是比较理想的支护技术。

2.6 巷道使用过程中的维护与管理

巷道破坏主要发生在使用阶段, 因此该阶段的维护与管理对于延长巷道的服务年限至关重要。

2.6.1 巷道底鼓的治理

研究表明, 底鼓是造成巷道破坏的重要原因。在软岩巷道的支护实践中, 重视底板治理是保证软岩巷道支护效果的重要条件。

目前, 我国预防底鼓的措施一般是砌筑底拱, 有的矿区则采用底板钻眼、松动爆破, 然后注浆加固底板的方法预防底鼓, 这种方法能降低围岩应力和提高围岩强度。治底时, 必须结合帮、底联合治理, 不能各行其是。不论采用何种底拱结构, 都必须使底拱两端压在墙下, 与墙连为一个整体。

2.6.2 加强水的治理

岩体中地下水的赋存与活动, 既影响围岩的应力状态, 又影响围岩的强度, 进而影响巷道的稳定。地下水的影响表现在静水压力作用、动水压力作用、对软弱岩体及软弱夹层的软化和泥化作用、对可溶性岩体的溶蚀作用及对滑动面的润滑作用等, 水的存在会给施工造成很多困难。因此, 必须加强巷道施工与后期使用过程中水的治理工作。

煤矿井下巷道施工遇到的水主要有岩层地下水、施工工程用水和空气水分, 在施工中应分别加以处理。

1) 对于地下岩层中赋存的水, 水量大的可以提前打钻疏水;对于巷道水, 应及时修建永久性水沟或用水管导引外流到永久性水沟;巷道低凹易积水处用小井集中后用风泵排入正式水沟。

2) 对于工程水, 应尽量减少用水, 在膨胀岩中禁止用水冲洗岩面和钻孔, 须用干式凿岩、干式吸尘。

3) 对于空气水分, 巷道开挖后应及时用高强速凝防水喷射混凝土封闭岩面, 及时隔离空气造成巷道围岩干湿交替的条件。

2.6.3 加强巷道施工与使用过程中的监测

工程监测的主要目的在于了解围岩的稳定性以及支护结构的工作状态, 为巷道支护、加固措施的制订提供依据。

巷道工程监测的主要内容包括围岩表面及内部的位移、应力, 围岩与衬砌之间的接触压力, 衬砌内部的应力、支护锚杆 (索) 中的应力等。在松软岩层巷道施工监测过程中, 可用收敛计测量巷道的收敛变形;用水准仪测量顶板下沉量和底鼓量;用各种多点式位移计测量岩层内不同深度的位移, 从而可以算出位移速度。在这些信息中, 又以位移量最容易准确测量并容易实现反馈。因此, 位移测量应放在首位, 其他测量可与位移观测配合进行, 相互对照比较, 综合分析观测结果, 为支护方案的确定和支护参数的优化, 以及修改设计参数和确定二次支护时间提供依据。

对于采用预应力锚杆、锚索支护的巷道, 要有计划地检查锚杆预紧力的变化, 并及时对锚杆螺母进行二次或多次紧固, 以确保锚杆的支护效果。

在地应力特别大的矿区, 还应测量构造应力, 这对合理布置巷道, 减轻地应力对巷道的作用具有重要的指导作用。

2.6.4 改善巷道围岩的应力状态

采深大、地应力高, 是造成深部软岩巷道稳定性差、支护困难的根本原因。采取有效措施, 减缓乃至消除巷道围岩的高地应力, 是维护深部软岩巷道稳定的关键。

爆破卸压能够将作用于巷道周边的集中应力或高应力向围岩深部转移, 从而减缓、降低巷道周边地应力的作用程度, 是深部高应力软岩巷道支护以及使用与维护的一种有效的辅助手段。爆破卸压技术在国内外许多矿井的巷道支护中得到应用, 并取得良好效果[2,3,4] 。

此外, 开卸压槽、掘卸压巷道等也是改善巷道围岩应力环境的有效手段, 在实践中也发挥了重要作用。

3 结束语

深部软岩巷道支护系统工程方法的关键就是要从地质勘探、巷道布置、断面设计以及开采顺序的确定阶段开始, 就考虑巷道支护的问题, 把巷道支护目标的实现落实到勘察设计、巷道施工和巷道使用与维护工作的各个方面, 由传统的开挖后再支护改为未开挖之前就考虑巷道的支护问题, 变被动支护为积极主动支护。只要每个阶段的工作做好了, 充分考虑了后期维护巷道稳定的要求, 并切实使每个阶段的工作都达到预期的目标和要求, 就能够从根本上解决目前深部巷道支护困难的问题。

参考文献

[1]赵生才.深部高应力下的资源开采与地下工程—香山会议第175次综述[J].地球科学进展, 2002, 17 (2) :295-298.

[2]PATRICK A, JOHN H.The destressability indexmethodology for the assessment of the likelihood of successof a large-scale confined destress blast in an undergroundmine pillar[J].International Journal of Rock Mechanics&Mining Sciences, 2008, 45:407-421.

[3]夏红兵, 徐颖, 宗琦, 等.深部软岩巷道爆破卸压技术及工程应用研究[J].安徽理工大学学报:自然科学版, 2007, 27 (1) :13-16.

煤矿软岩巷道支护设计与实践应用 篇4

【关键词】软岩巷道;支护设计方案;实践应用;工程特征

引言

对于采矿工程而言，安全生产的重要性不言而喻。由于软岩巷道表现为较差的力学结构，围岩稳定性差、形变塑性强、來压速度快、维护工程艰巨，因此与正常情况下相比支护难度成倍增加。如果不能在软岩巷道围岩控制方面采取有效的措施，则会影响行人、运料等一系列矿山正常生产活动，甚至会造成巷道冒顶、坍塌事故，严重威胁到矿山工人的人生安全。为了加强软岩巷道的支护措施，必须加强软岩巷道的支护设计工作，同时也要求矿山相关技术人员在支护问题上逐步累计经验，从而使得矿山生产活动正常进行、矿山安全得以保障。以下本文将谈到软岩巷道支护设计问题与工程实践应用问题。

1、软岩的工程特性

在软岩巷道内矿压显现剧烈，力学性质差，遇水容易膨胀，并随着开采深度不断增加应力水平而逐步增大，是制约矿山生产的主要不良地质条件之一。依笔者看来，软岩工程特征主要表现在两个方面。

1.1 力学特性

软岩岩体的主要成分以及结构弱面是影响其力学特性的主要因素，软岩基本上是由泥岩、砂岩等膨胀性粘土矿物构成，且受构造面切割或风化影响，表现为松、散、软、弱等特性，强度低、孔隙度大、胶结性差、膨胀性强，其中后者最为显著，是物理作用与化学反应综合作用的结果，将导致软岩巷道在时间效应影响下表现为扩容现象，进而引起岩层结构内部和外部发生膨胀形变，最终导致巷道变形严重。因此，在对软岩巷道进行支护设计时分析软岩力学特性是十分有必要的，它是具休支护方案设计的基础。

1.2 临界载荷与软化临界深度

从目前形式来看，许多矿井面临深井开采问题，对于那些具有软岩工程地质条件的矿井而言，这些问题将会表现得更加严峻，巷道支护也将变得更加困难。众所周知，当巷道围岩外部应力水平逐渐增加时，处于高压环境下岩体内部的应力水平也会相应发生变化，塑性变形有明显扩大趋势，导致岩体的力学特性与之发生变化，岩体失去自稳特性。也就是说在巷道围岩外部应力水平增加的情况下，其塑性变形和软化临界载荷形成相应的对照关系，岩体内部结构发生变化，即形成的所谓的工程软岩。根据上述所分析，当煤矿逐渐向深部延伸到一定值时，我们将这个值称为软化临界深度，此时巷道围岩所承受的载荷也达到临界值，形成工程软岩，导致巷道围岩变形现象。支护设计时应考虑围岩应力与地应力的基本平衡关系。

2、软岩巷道支护设计方案

针对矿山安全保障需求，国内外专家与学者在软岩巷道支护研究方面投入很多，形成了多种具有独特性的支护方案，实际的支护效果也不尽相同，这与煤矿的具体地质条件、水文条件等有关。以下将简单介绍两种常见的软岩巷道支护设计方案。

2.1 U型钢可缩性金属支架支护设计方案

U型钢可缩性金属支架支护设计方案具有支护效果好、可靠性强、服务时间长等特点，是一种比较科学合理的支护方案，对于巷道变形严重、地质条件复杂（如陷落柱、断层等）、属工程软岩地质等条件具有较好的适应能力和支护效果。在该支护方案中，为了达到预期的软岩巷道支护效果，需要使用顶拱U型钢、底拱U型钢、侧帮U型钢、直腿、金属卡缆、肋板、鞋板等，其中侧帮U型钢的上部多为圆弧形，下部的直腿与鞋板需经过焊接处理。

2.2 让压与锚注巷道支护设计方案

让压与锚注巷道支护设计方案能针对软岩巷道变形较大的特点，采用较为先进的锚网喷注支护技术，在保留足够的形变空间的前提下，保证支护设计的稳定性，以达到保障巷道支护符合矿山作业需求。该支护方案能适用于巷道围岩变形严重、非对称与非均匀变形能力强的情形，在充分让压后，利用围岩趋于稳定的时机，使用特种中空锚杆作为注浆管，将锚固、封孔与注浆等工艺融为一体，对于围岩进行“外锚内注”的加固处理方式。在加固处理完成后，配合使用锚索预应力支护与锚喷支护，在围岩内部形成组合形的“加固圈”，从而有效提升围岩的承载能力，达到长期支护的效果。让压与锚注巷道支护设计方案综合利用了岩体注浆加固、岩体锚杆加固的技术优势，而且通过有效的技术处理手段，强化了围岩自身的承载能力，是一种较为理想的软岩支护方案，在国内很多煤矿企业中得到广泛运用。

3、软岩巷道支护实践

本文以安徽某煤矿为例，该矿年产量为100万t，为典型的工程软岩地质条件。原支护方案采用U型钢与木棚共同支护，但随着煤矿开拓水平不断向深部延伸，以及地质条件不断发生变化，回采巷道遭到较为严重的破坏，在回采工作甚至有一条巷道失去了应有作用。这条巷道从掘进日起一共进行了6次翻修，每个分层的顺槽至少翻修3次。为了保证煤矿的安全生产，该矿决定改造现有的软岩巷道支护方案。根据煤矿开采的实际需求，以及软岩巷道的基本特征，在本煤矿软岩巷道支护设计方案中，采用工程类比与实测法，将工作面回采巷道设计为拱形断面，并且采用锚杆-锚索-钢筋梯-金属网联合的支护方式，相关参数如下：

1）锚杆的直径为20mm，锚杆有效长度计算公式为：

L=L1+L2+H

其中，L为锚杆的长度;L1为锚杆外露部分的长度，L1=0.05m;L2为锚杆在岩层（稳定状态）中的长度，L2=0.6m;H为松动圈的尺寸，使用声波检测仪实地测量松动圈的尺寸，H=1.6m。因此，L= L1+L2+H=0.05+0.6+1.6=2.25m。在本软岩巷道支护设计方案中，并未使用过锚杆支护，所以，为了增强设计方案的安全系数，设计人员将L设定为2.40m，间排距为650～700mm。2）锚索的直径为16.23mm，锚索的有效长度为6500mm，相邻索之间的排距为1600～1700mm。3）钢筋梯的直径为19mm，梯形为110mm。4）金属网的直径为3.5mm，网格的尺寸为55mm×55mm，网格的宽度为750mm。5）木砖的尺寸为350mm×350mm×70mm。通过软岩巷道支护方案的科学设计，经过巷道支护方式改造后，本煤矿巷道的安全性、稳定性明显提高，保障了采矿作业的顺利进行。

4、结束语

综上所述，在软岩巷道支护设计中，必须结合煤矿所处的地理环境、岩层结构以及煤矿采掘深度等，采取合理的巷道支护方案。对于出现较为严重变形现象的围岩，在巷道支护设计中，一定要首先进行变形现象的处理，其次采取注浆的方式，增加其牢固性，从而保证煤矿开采工作的安全性，提高煤矿企业的经济效益。

参考文献

[1]贺峰.煤矿软岩巷道支护技术[J].中国高新技术企业，2010（05）.

[2]范生魁，王月星.软岩巷道支护理论与应用[J].河北煤炭，2009（08）.

[3]范忠明，张金山，马猛.深部矿井软岩巷道支护探究[J].山西焦煤科技，2012（07）.

立井巷道支护设计与施工 篇5

1 工程概况

某立井设计生产能力2.1Mt/a。立井多水平开拓, 布置主、副、风三个井筒, 两个水平标高为-350m和-650m。目前, 井筒掘进工程全部结束, -650m水平井底车场工程全面展开。从前阶段施工情况看, 此立井区是典型的软岩分布区, 井底车场巷道围岩属高应力节理化复合型软岩。

2 围岩特性

1) 膨胀性。-650m井底车场积水巷道底板多次反复发生鼓起、泥化等现象, 表明岩层具有很强的吸水软化膨胀特性。主要原因是岩层内含有膨胀率较高的矿物成分, 与水发生物理化学变化, 导致体积加大而形成的。巷道开挖后, 岩石也会通过自身膨胀方式来释放部分原岩应力。吸水软化性、膨胀性是巷道发生底鼓的主要原因。

2) 易风化性。荣华立井支架支护巷道围岩经常出现掉渣、粉化和碎化现象, 主要原因是未被封闭的围岩长期裸露, 受空气的缓慢氧化作用而形成的。化学蚀变使岩体强度降低, 软岩孔隙度大, 与空气接触面积大, 易风化、风化速度快、深度大。

3) 流变性。观察立井巷道开挖后的围岩, 发现沿巷周边会随时间的延长而发生向巷内蠕动, 围岩很少发生瞬间的弹性断裂破坏。破坏前多表现为缓慢的移近和具有较大的激进量, 且冒落物呈散体状, 锚喷时安设的金属管缝式锚杆多发生扭转变形, 混凝土喷体常出现挤压破坏。表明软岩具有很鲜明的塑性流变性。

4) 底抗震性。爆破作业产生的爆破波是一种低频重复性荷载, 对围岩有明显的扰动。软岩本身强度低, 对低频弹性波吸收能力又较强, 造成深度创伤, 恶化了围岩自身承载环境。因此, 立井巷道支护工作从巷道开挖阶段就应全面考虑。

3 围岩变形特征

1) 围岩变形具有明显的时间效应。具体表现在开始时变形快, 而后逐渐减缓过渡到比较稳定阶段, 在一定条件下变形又急剧增加, 最终导致围岩破坏。这种变形是与时间有关的塑性流变变形。立井巷道支护应确定最佳支护时间。

2) 围岩变形具有明显的空间效应。观察发现工作面移进对围岩变形有很大影响, 表现为工作面移进时, 工作面附近 (1~2倍巷宽) 围岩变形剧烈, 而距离工作面以远地区 (3~5倍巷宽) , 围岩变形量及变形速率基本不受工作面的前移影响。立井巷道支护应确定最佳支护地点。

3) 围岩变形沿巷道断面均有分布。表现在不论是锚网喷支护还是支架支护巷道, 都存在拱顶破坏、两帮内挤及底板鼓出等变形形式。-650m水平副井重车线维修时, 采用U型钢圆形可塑支架、钢筋网背板、预留卸压带壁后袋装散矸充填, 巷道至今保持完好。立井巷道支护应确定最佳支护形状。

4) 围岩变形受相邻巷道影响明显。表现为已完巷道附近开掘的新巷道, 围岩变形有减弱趋势。这表明随着车场工程进一步开展, 立井巷道支护应保持巷道施工顺序平衡。

4 支护设计

4.1 支护形式

初次支护采用锚网喷, 因支护体具有较大变形量和柔性, 可允许围岩产生一定量的变形, 从而减少支护体所受压力。同时锚杆产生的阻力又可减少围岩有害变形, 使得锚杆和围岩一起逐渐形成具有自承能力的挤压拱。

二次支护采用“锚索+锚网喷”, 在一次锚网喷支护后的一段时间内, 围岩会产生一定变形量而趋于暂时稳定, 及时进行二次支护可有效控制围岩变形。二次锚网喷增强了支护刚度, 实现了先让后抗, 抗中有让。锚索的深入可大大提高已形成的挤压拱整体稳定性。

4.2 支护参数

锚网喷一次支护:锚杆为Φ16~20mm螺纹钢树脂锚杆, 长1.6~2.0m m, 间排距600m m×600m m;金属网由Φ6~8m m圆钢筋焊制, 网格尺寸150mm×150mm, 网片规格/400mm×800mm, 搭接长度100mm, 现场帮扎连接;喷射混凝土强度等级C18, 初喷厚20~40m m, 复喷厚60~70m m。

“锚索+锚网喷”二次支护:锚杆为Φ16~20mm螺纹钢树脂锚杆, 长2~2.5m, 间排距1200mm×1200mm;金属网同上;锚索长8~10m, 墙与拱均布置, 间距1.5~2m, 排距3~5m;喷射混凝土强度等级C18, 喷厚50mm。

5 支护施工

5.1 工艺流程

掘进工作面放炮后, 及时进行敲帮问顶, 清除巷道顶帮危石浮矸。进行一次支护前, 先初喷厚30~40mm混凝土封闭围岩, 防止围岩风化。

随着工作面的推进, 工作面后的1~2倍巷道空间之后, 保持按设计打锚杆、挂金属网, 复喷厚60~70mm混凝土, 完成一次支护。

及时移串耙装机, 保持耙装机距工作面不得超过20m。二次支护在耙张机后进行, 其工序为:处理一次支护局部开裂喷体→清洗巷道→按设计要求打锚杆挂网、打安锚索→喷混凝土, 完成二次支护。

5.2 支护施工应注意问题

水害防治。出水、淋水、积水要采取措施, 控制出水点, 不能乱流漫流, 不能存留时间长。排、导、截分片治理。施工用水随用随开, 防止跑、冒、滴、漏。喷混凝土时可使用压风清扫代替水洗岩帮。加强现场技术管理, 做好施工观测, 及时收集数据进行整理分析, 在施工中不断优化支护形式和参数。出现底鼓可采取打底锚杆、锚索等措施, 底鼓严重时浇筑混凝土反拱。

参考文献

[1]编委会.中国煤矿支护改革[M].煤炭工业出版社, 1992.

[2]张先尘, 钱鸣高.中国采煤学[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

新掘巷道支护技术分析与研究 篇6

1 工程概况

鹤煤公司九矿-600 m水平轨道运输大巷位于该矿井下-600 m水平地区, 东部为F1断层及九矿与四矿边界, 西部为未开拓区及与设计3206上底板抽放巷相接, 南部为三二采区及设计-600 m胶带运输大巷, 北部为未开拓区 (四水平) 及-600 m变电所、泵房。该地区地质构造条件中等, 褶曲有龙宫背斜和龙宫向斜。该轨道运输大巷主要在石炭系太原群上部及二叠系下部山西组岩层中掘进, 岩性以黑色砂质泥岩、深灰色中粒砂岩、黑色泥岩、L9石灰岩为主。该轨道运输大巷担负着该矿-600 m水平以下的轨道运输任务, 其设计长度为540 m。巷道设计断面形状为直墙半圆拱形, 巷道掘进断面为宽度4 600 mm, 墙高1 600 mm, 拱高2 300 mm。

2 巷道围岩破坏特征分析

2.1 数值模型建立

根据该巷道所处的实际地质条件, 通过ANSYS和FLAC3D数值模拟软件分析该巷道的围岩变形特征[5,6], 数值模拟采用基于弹塑性理论的摩尔—库仑模型, 变形模式为大应变模式。计算模型中各层岩体的物理力学参数见表1, 模型无水平位移, 底部边界为固定约束, 该巷道平均埋深为600 m, 顶部施加与埋深相对应的压应力约15 MPa, 数值计算模型如图1所示。为准确分析巷道顶底板、两帮应力和位移的变化规律, 在巷道断面布置4条测线 (图2) 。

2.2 计算结果

(1) 位移分析。巷道围岩位移矢量如图3所示, 由图3可知, 距离巷道越近巷道围岩变形量越大。顶底板、两帮的位移变形量如图4所示, 由图4可知, 顶底板变形具有不对称性, 顶板变形比底板变形大, 顶板最大变形量约207 mm, 底板最大变形量约113 mm, 底板变化速率大于顶板变化速率;两帮变形具有一定的对称性, 左帮最大变形量约172mm, 右帮变形量约158 mm, 左右两帮的变形速率基本一致。

(2) 应力分析。巷道开挖后, 由于巷道自由面一侧应力减为0, 围岩由开挖前的三向应力状态变为二向应力状态, 从图5、图6及图7可以看出, 水平应力的分布呈不对称分布, 在巷道顶板上部出现了应力增高区, 而底板在深部出现了应力增高区, 最大值约21 MPa。垂直应力的分布在巷道两帮呈“耳朵”状对称分布, 最大值约23 MPa。垂直应力峰值大于水平应力峰值。

(3) 塑性区分布。塑性区是在巷道开挖以后, 围岩位移及应力重新分布的最终及最直接的结果。图8反映的是巷道围岩塑性区的分布状态, 巷道周边围岩主要为拉剪破坏, 分布在巷道顶底板、两帮和拱肩, 因此, 要保证巷道围岩的稳定, 必须注意这些地方的支护工作。

3 支护对策及参数设计

3.1 支护对策分析

巷道开挖后, 要维护巷道的稳定, 就必须尽快使巷道二向应力状态恢复到三向应力状态。圆形巷道围岩塑性区的半径R计算公式[7]:

式中, P为支护阻力;a为巷道半径;C为岩体的黏聚力;φ为岩体的内摩擦角;λ为岩体的容重;H为开采深度。

通过此计算公式可以看出, 影响塑性区的因素有4个:支护阻力、巷道半径、岩体的力学性能、巷道的埋深。即, 要控制巷道围岩稳定可以采用4种措施: (1) 改变巷道围岩应力状态, 如合理布置巷道位置, 使用合理的手段促使巷道围岩周围应力的转移等; (2) 改变巷道围岩的力学性能, 如在巷道周围进行注浆等; (3) 进行合理有效的巷道支护, 提高支护阻力, 如进行锚杆加锚索主动支护等; (4) 优化巷道断面, 如改变巷道断面形状等。

由于该巷道的位置已经确定, 即围岩的应力状态已经不能更改, 只能从其他3个方面去改善。而直墙半圆拱断面形状受力条件较好, 由数值模拟分析可知围岩位移量较大, 改善围岩周边的力学性能虽然可以有效控制围岩的稳定, 但成本较高。因此在经济合理的前提下, 采用合理的锚杆支护方式, 是保持巷道围岩稳定的一种恰当的方法。

3.2 锚杆 (索) 支护参数设计

在上覆岩层的作用下, 巷道开挖以后围岩应力的重新分配, 使得巷道围岩发生破坏, 结合巷道围岩数值模拟变形特征分析可知, 巷道周边的顶板和两帮位移量较大, 在顶板上部出现了应力增高区, 且巷道所处的位置地质岩性较软, 因此通过锚杆 (索) 的作用使顶底板和两帮的破坏区域得到加固, 把不稳定岩层固定在上部稳定岩层中, 阻止了软弱破碎岩层的垮落, 形成一个平衡拱, 因此该巷道符合悬吊理论[8]的锚杆 (索) 参数设计。

(1) 锚杆长度。按悬吊理论设计锚杆长度时, 其计算公式为:

式中, L1为锚杆外露长度, 取决于锚杆类型与锚固方式, 一般取0.15 m;L2为锚杆有效长度, 根据现场经验, L2一般取1.8 m;L3为锚杆锚固长度, 端部锚固一般取0.3~0.4 m, 此处取0.4 m。

代入相关数据得L=2.35 m, 取2.4 m。

(2) 锚杆间排距。根据每根锚杆悬吊的岩层质量, 计算锚杆的间排距S1、S2, 通常按锚杆等距排列:

式中, Q为由拉拔试验确定的锚固力, 取70 k N;K为锚杆安全系数, 取2;γ为岩石体积力, 取27 k N/m3。

代入相关数据得S1=S2=0.8 m, 取0.7 m。

(3) 锚索长度。锚索应锚固端位于巷道顶板相对较稳定的岩层中, 其长度可按下式计算:

式中, La1为锚索外露长度, 取0.3 m;La2为锚索有效长度;La3为锚索锚固长度, 一般取1.5~2.0 m, 此处取2.0 m。

根据锚索悬吊作用的原理, 其有效长度La2为稳定岩层下各层厚度之和, 对该矿岩层La2=5.5 m, 则锚索长度La=7.8 m, 取8 m。

3.3 支护设计方案

基于以上分析和计算可确定支护系统参数为:规格为Ø20 mm×2 400 mm的树脂锚杆, 间排距均为700 mm;锚索规格为Ø18.9 mm×8 000 mm, 锚索间距1 800 mm, 排距为3 000 mm。由数值模拟塑性区分析巷道周边围岩为拉剪破坏, 故需要对巷道顶板和两帮表面进行喷射混凝土和加金属网以防止巷道表面的破坏。金属网规格为1 600 mm×900mm、Ø6 mm焊接网, 网格80 mm×60 mm, 网片压接100 mm, 联网每隔200~300 mm使用铁丝绑牢, 每排锚杆要打在网片之间压接处;两帮和顶部喷射100 mm厚的混凝土, 混凝土强度等级C20, 混凝土配比为灰∶砂∶石子 (1∶2∶2) , 支护参数如图9所示。

4 支护效果评价

为保证轨道运输大巷的安全可靠, 在采用上述支护方案施工后, 选取100 m巷道为试验巷道, 每50 m布置1个测点 (图10) , 采用“十字测量法”观测巷道围岩变形情况。

位移变形量是衡量支护效果及巷道围岩稳定性的重要指标, 从图11两个测点的观测结果可以看出, 巷道顶底板的最大位移量135 mm, 两帮最大位移量126 mm, 在支护约60 d后开始趋于稳定, 说明此支护方式合理, 可以有效控制巷道围岩的变形, 达到巷道围岩稳定。

5 结论

(1) 新掘巷道支护是一个很现实的问题, 若支护不当, 轻则需要返修巷道, 增加矿井成本, 重则会造成顶板垮落等安全事故, 给矿井生产带来安全隐患。因此, 新掘巷道要选择科学合理的支护方式。

(2) 通过数值模拟分析出巷道的变形破坏特征:巷道呈现出变形量大、垂直应力大于水平应力、巷道周围围岩主要为拉剪破坏的变形形式。该结论为确定新掘巷道的支护方式提供了理论依据。

(3) 现场应用表明, 在悬吊理论基础上设计的支护参数, 有效控制了巷道变形, 未出现明显的裂隙, 这对缓解该矿的接替紧张、实现矿井高效生产具有现实意义。

参考文献

[1]康红普, 王金华, 林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报, 2010 (11) :1809-1814.

[2]王虹, 黄华城.煤巷掘进设备发展状况与对策[J].煤炭科学技术, 2007, 22 (2) :8-11.

[3]袁亮, 薛俊华, 刘泉声.等.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J].煤炭学报, 2011 (4) :535-543.

[4]刘泉声, 张华, 林涛.煤矿深部岩巷围岩稳定与支护对策[J].岩石力学与工程学报, 2004 (21) :3732-3737.

[5]彭文斌.FLAC3D实用教程[M].北京:机械工业出版社, 2011.

[6]陈育民, 徐鼎平.FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M].北京:中国水利水电出版社, 2009.

[7]沈明荣, 陈建峰.岩体力学[M].上海:同济大学出版社, 2006.

软岩巷道变形支护研究与实践 篇7

409辅助运输巷设计全长2535m, 且先后为409、411两个工作面服务, 服用时间长, 对围岩变形要求高, 受长期风化、淋水等不利因素的影响大。辅助运输巷与409综采工作面之间留设30m煤柱, 但巷道将受到409工作面回采的全过程影响, 造成围岩应力的重新分布并形成不均衡应力区, 导致巷道全断面剧烈来压, 底板和煤柱帮的变形尤其严重, 使巷道断面急剧收缩, 而在411工作面回采时又将经受一次超前采动影响, 对巷道支护体系的整体稳定性要求非常高。为此, 总结掘巷期间巷道表面变形规律及巷道破坏机理, 为支护参数优化提供科学依据, 并及时发现工程隐患, 以保证安全高效掘进。

1 巷道地质条件

409辅运巷位于+700m水平, 巷道总埋深为634.5m。巷道布置在2#煤层中, 2#煤黑色、块状, 以半亮型~半暗型煤为主, 夹有薄层暗煤, 条痕褐黑色, 沥青状光泽, 阶梯状断口, 条带状结构, 块状构造, 内生裂隙, 较为发育, 部分被方解石充填, 夹矸为泥岩, 结构:4.9 (0.25) 0.46。巷道顶板围岩主要以浅灰色粉砂岩为主, 呈薄层状, 断面较平整, 含大量云母片, 波状交错层理发育, 岩芯完整, 较致密, 局部夹泥质成分, 泥、钙质胶结, 厚13m~16.5m。巷道直接底, 薄层状泥岩, 较为松软, 局部含煤的包裹体, 厚度1m, 粉砂岩泥岩细粒砂岩9.9m。巷道顶底板柱状图见图1。煤体:普氏系数f=1, 抗压强度Rc=10MPa, 抗拉强度Rt=1.2MPa, 抗剪强度τ=2.4MPa。粉砂岩:普氏系数f=7.3, 抗压强度Rc=73MPa, 抗拉强度Rt=8.35MPa, 抗剪强度τ=10MPa。泥岩:普氏系数f=5, 抗压强度Rc=50MPa, 抗拉强度Rt=2MPa, 抗剪强度τ=4.7MPa。

2 巷道变形机理分析

2.1 巷道顶底板岩石分析

2#煤层以半亮型~半暗型煤为主, 阶梯状断口, 条带状结构, 块状构造, 内生裂隙, 较为发育, 部分被方解石充填, 夹矸为泥岩;巷道顶板围岩主要以浅灰色粉砂岩为主, 岩芯完整, 较致密, 局部夹泥质成分, 泥、钙质胶结;底板泥岩块状, 较为松软, 含大量铝质鳞粒。煤层及底板岩层强度较低且底板泥岩具有膨胀性, 是引起巷道变形破坏的主要原因。

2.2 巷道破坏变形分析

在破碎软岩支护中, 巷道顶板—巷帮—底板围岩作为有机统一的平衡体系, 其破坏其破坏变形相互影响, 即任一区域的破坏变形都会通过应力、应变传递的方式影响其它区域。

自稳隐形拱是地下巷道稳定的界面, 并以此界面将顶部垂直应力转向巷道两帮。改变巷道顶角形状或在顶板适当位置加装预应力锚杆可以降低自稳隐形拱的高度, 取得较好的支护效果, 两帮底角围岩是巷道受力最大的部位之一, 是通过两帮壁围岩承受巷道顶板载荷的受力基础, 巷道两帮同底角围岩失去横向支撑而向巷内挤入, 将直接造成巷道断面的减少和底板鼓起[1,2,3,4]。

随着底板强度降低, 零位移点、零应变点均向底板深部发展, 围岩强度越小, 底鼓量越大。底鼓控制需重点加固破碎底板, 增大其峰后强度及残余强度, 尽量减小底板自由面积, 控制水平应力对底鼓的影响[4,5]。

通过以上分析, 破碎软岩巷道的破坏变形具有整体性, 底板作为巷道支承的基础, 其破坏变形将影响巷道帮部围岩的稳定性, 而帮部围岩的破坏变形将影响顶板围岩的稳定, 造成巷道压力增大, 进一步加剧围岩破坏, 造成巷道整体失稳。巷道两帮顶、底角及巷道围岩体系中的软弱部位应重点加强支护。

409辅助运输巷布置在2#煤层中, 2#煤破碎软弱, 且底板泥岩强度较低, 底板及帮部围岩的破坏变形是巷道破坏变形的主要原因。

2.3 巷道断面

自稳隐形拱理论认为[1,2,3]:达到塑性破坏后即便是松散的围岩都具有一定的支承能力, 而那些处于受拉应力的围岩被列入预防和支护的对象。在巷道两帮无支护状态下, 巷道垮落片帮的极限深度最大值为 (hw为巷帮高度) , 当其发展到此程度时, 自稳隐形拱也将会变至最大, 这时的自稳隐形拱称为极限自稳隐形拱。不稳定危害岩体区划分见图2。采用矩形断面时, 锚杆架设于垮落拱内, 将导致只有锚索起作用的危险局面, 大大降低了锚网的支护效果, 锚杆形成的有效加固范围大大减小。

在平面应变问题中, 顶板内拉应力为零的单元连线为椭圆曲线, 称为自稳隐形拱, 其方程如下:

式中w0———巷道原始宽度;

p0———原岩应力;

σt抗拉强度。

3 支护方案

巷道设计断面4.6m×3.8m。顶板支护:顶板采用6根Φ22mm×2800mm左旋螺纹钢锚杆配合M型托盘及M5钢带压网支护, 锚杆间距800mm、排距800mm。同时针对顶板进行“3-2-3”布置方式的锚索强化支护。帮部支护:采用5根Φ20mm×2500mm左旋螺纹钢锚杆配合M5钢带分段搭接, 锚杆间距1000mm、排距1000mm。由自稳平衡拱理论验证:顶、帮补支护已基本满足支护要求。原支护方案下巷道破坏变形的主要原因:未治好“两帮脚”。原设计忽视了“两帮脚”的支护, 是导致巷道变形的主要原因。

4 巷道变形实测

4.1 测站布置

为了得到破碎软煤岩巷道的变性特点与规律, 本次在409辅助运输巷道选取50m典型支护段4个断面布置4个观测站进行矿压观测, 具体包括顶板下沉量及下沉速度、底鼓量及底鼓速度、两帮移近量及移近速度。截至现场观测第一天, 已施工990m左右, 日进尺可达11m。测站布置于掘进迎头。

4.2 巷道变形规律

4.2.1 巷道两帮位移规律

从表1看出, 巷道变形底臌量最大, 两帮移近量次之, 顶板下沉量最小, 其中底臌量占顶底板移近量85.6%, 由于该矿区煤系地层中大部分煤层底板附近为砂质泥岩, 强度较低, 而且节理较发育, 极易破碎失去承载能力, 底板破坏向巷道中部移动, 带动两帮移近, 巷道底板与两帮的失稳将最终导致顶板破坏失稳。

对四组表面位移测站采用多断面观测法共观测21天, 两帮移近量为27.75mm, 单帮变形量14mm;两帮变形速度最大为10mm/d。

通过图3~4可以看出, 两帮变形速度在巷道掘出9天内速度降至1mm/d以下, 巷道掘出12天后, 巷道两帮变形速度降至0.25mm/d以下。即可以认为在测点附近顶板岩性及现有支护参数情况下, 巷道掘出后两帮变形剧烈期为9天左右, 12天后趋于稳定, 掘巷迎头应力影响范围为100m左右。

4.2.2 巷道顶底板位移规律

在观测期间, 顶底板移近量为138.5mm, 其中顶板下沉量20mm, 底鼓量118.5mm, 底鼓占85.6%;顶板下沉速度最大为6mm/d, 底鼓速度最大为25mm/d。

图5~6表明, 巷道掘出后, 测点顶板下沉速度较小, 在巷道掘出5天以后, 速度降至1mm/d以下, 8天后, 顶板下沉速度稳定在0.25mm/d以下, 迎头应力对顶板影响范围为90m左右;底鼓速度较快, 刚开始为25mm/d, 15天后, 顶板下沉速度降至1mm/d, 19天后, 底鼓速度降至0.5mm/d, 基本趋于稳定, 迎头应力对底板影响范围为200m左右。

5 分析与结论

通过现场实测的结果可以看出, 巷道破坏程度与所处岩性、埋藏深度、支护形式及支护参数关系很大, 其破坏规律及原因分析如下:

(1) 掘进初期巷道变形量大, 变形速度快。原因是由于巷道埋深大, 造成地应力增大, 加上采动影响, 使巷道围岩处于破裂状态并造成较大的破裂范围, 从而产生较大的变形量。这与开采深度、岩石力学性质、支护方式等有关。409辅运巷的现场观测表明, 现有支护条件下, 破碎软岩巷道刚开挖时的变形速度可达25mm/d以上, 5d的变形量就达到其变形总量的62%~64%, 8d后该比例上升到82%~86%。巷道收缩变形主要是由于巷道帮、底破碎软围岩破坏变形的结果。

(2) 在破碎软岩支护中, 巷道顶板—巷帮—底板围岩作为有机统一的平衡体系, 其破坏其破坏变形相互影响, 巷道两帮顶、底角及巷道围岩体系中的软弱部位应重点加强支护。

(3) 从实测结果可以看出, 409辅运巷底臌量约占顶底板移近变形总量的85.6%。这是因为巷道两帮和顶板进行过支护, 阻碍了相应部位围岩的继续变形和围岩应力的进一步调整, 此时底板成为最薄弱的临空面, 于是应力释放和岩体扩容变形向底板转移, 而底板泥岩强度有较为软弱, 导致底板变形严重。巷道底臌增加了巷道矿压控制难度, 使支护复杂化。所以应采用合理的支护形式及支护参数防治底臌。

摘要：本文通过对黄陵二号煤矿井下巷道变形数据的实测, 对破碎软岩巷道的变形规律及破坏特点进行了研究, 得出了其变形规律, 并对围岩的变形原因进行了探讨, 得出了一些规律, 基于巷道的破坏机理分析, 给出了破碎软岩巷道支护的原则。研究结果对破碎软煤巷支护实践有一定的指导意义。

关键词：破碎软岩,围岩变形,实测分析

参考文献

[1]黄庆享, 冉隆明, 等.构造破碎带大巷复修的支护理论与实践[J].煤炭科学技术, 2008, 06:15-18.

[2]惠兴田, 韦正范, 等.自稳隐形拱的研究与应用[J].矿业安全与环保, 2006, 12:38-40.

[3]康红普.巷道围岩的关键圈理论[J].力学与实践, 1997, 01:34-36.

[4]柏建彪, 李文峰, 等.采动巷道底鼓机理与控制技术[J].采矿与安全工程学报, 2011, 03:01-05.

[5]杨生彬, 何满潮, 等.底角锚杆在深部软岩巷道底臌控制中的机制及应用研究[J].岩石力学与工程学报, 2006, 06:2913-2919.

[6]卓知权, 黄庆, 等.古叙矿区“三软”煤层巷道支护技术设计及应用[J].矿业安全与环保, 2013, 06:84-91.

[7]王金喜, 张晓康, 等.深埋破碎软岩巷道变形破坏研究[J].煤炭工程, 2007, 03:76-77.

[8]蔡洪都, 刘刚, 等.浅埋薄基岩三软煤巷支护方式数值模拟[J].煤矿安全, 2009, 05:49-50.

[9]单仁亮, 孔祥松, 等.煤巷强帮支护理论与应用[J].岩石力学与工程学报, 2013, 07:1304-1314.

巷道支护方法与支护 篇8

1 巷道顶板支护平稳定检测概述

通常, 在煤矿工作中, 往往会出现巷道围岩失稳的现象, 这很大程度上是因为在巷道开挖的过程中, 围岩体的原始静态平衡被打破, 进而造成了原始应力呈现出二次分布状态, 若该应力超出围岩强度, 则会使巷道围岩出现失稳破坏。煤矿巷道围岩支护的稳定性不仅关系着巷道围岩的支护效果[1], 而且影响着煤矿生产的安全性与有效性, 因此, 巷道围岩稳定性监测方法的选择对于围岩支护参数的确定有着重要的意义与价值。通常在对地下巷道进行开挖时, 受原岩应力的作用, 岩体多为平衡状态。巷道的开挖在一定程度上使这种平衡遭到了破坏, 且巷道周围岩体所受的应力也发生了一系列的变化, 甚至变形, 通过对煤矿巷道顶板变形的检测, 不仅能够确保巷道顶板支护的平稳定, 而且能够确保其科学性与合理性。

2 顶板离层仪的相关概述

2.1 顶板离层仪

作为一种现代化顶板围岩变形检测仪器 (图1) , 顶板离心仪能够有效检测出顶板围岩变形产生的下沉位移, 其主要由测绳、锚头、托盘以及标尺四大部分组成, 不仅结构简单, 而且读数方式更为直观, 能够为检测人员提供极大的便利, 在巷道支护设计以及巷道顶板变形监测中得到广泛应用。

2.2 顶板离层仪工作原理

对巷道顶板变形的监测方法多种多样, 如声波法、地质雷达法、渗透法等, 这些仪器尽管能够对顶板变形做出有效的检测, 然而仪器构件相对复杂, 操作烦琐, 且对使用环境有着较高的要求, 应用效率不高。而顶板离层仪以其操作简单、适用范围广的特点在顶板变形检测中得到了有效的应用[2]。首先, 它能够通过对巷道顶板断面围岩深度下沉值的测定对顶板下沉位移做出科学的判断。其次, 围岩的深度不同, 其下沉量也不尽相同, 基于这一原理, 可于巷道顶板的监测位置进行钻孔, 并根据深度的不同设置多个锚固点, 通过反复测量计算出不同层位岩层的位移, 并以此对巷道顶板的稳定性进行有效的判断。

3 煤矿锚网支护巷道顶板的平稳定检测方法应用研究

3.1 工程概况

F22030东顺槽:巷道设计长度为1090m, 沿煤层顶板掘进, 设计采用锚网索+钢带+小门式抬棚支护, 掘进面积21.6m2, 锚杆间排距800mm×800mm, 锚索间排距1600mm×1600mm, 预计2016年底掘进完成。F22030西顺槽:巷道设计长度为1080m, 沿煤层顶板掘进, 设计采用锚网索+钢带+小门式抬棚支护, 掘进面积21.6m2, 锚杆间排距800mm×800mm, 锚索间排距1600mm×1600mm, 预计2016年底掘进完成。F22030切眼:切眼设计长度220m, 沿煤层顶板掘进, 采用大断面一次成巷工艺, 掘进面积, 设计采用锚网索+钢带+小门式抬棚支护, 锚杆间排距800mm×800mm, 锚索间排距1600mm×1600mm, 预计2017年3月掘进完成。

3.2 测点布置

本次研究中, 共在煤矿支护巷道监测断面顶板中设置了6个监测孔, 且于每个监测孔中另外设置了两个不同的监测点。

3.3 仪器安装

首先, 采用直径为28.0mm左右的钻头于顶板处进行钻孔, 孔深约比最大监测点深度深100mm左右, 在安装孔内固定器的过程中, 首先对最深监测点定位器进行安装, 采用安装杆使固定器到达设计位置, 并轻拉测试绳[3], 使固定器能够被锚住, 需要注意的是, 在固定器送入的过程中, 要采用同样的方法完成其他监测点的安装。托盘通常安装于监测孔口。另外, 标尺的固定要遵循自下而上的原则, 并且要保证标尺能够自由移动, 将多余的测绳剪除, 并对各个监测点做好相应的标记。安装结束后, 对指示仪的编号、安装日期以及初始数据进行记录[4]。

3.4 测试过程

安装结束后, 每天进行一次数据读取, 当数据处于稳定状态或无变化时方可停止, 此时所显示的数据读数便为顶板最大离层, 本次检测中各个监测点的深度以及相关数据见表1。

3.5 数据分析

通过本次检测数据可以发现, 该煤矿的锚、喷以及局部挂网巷道支护, 处于锚固范围内、外的顶板围岩都发生了不同程度的离层现象, 在≤2.0m的锚杆锚固范围内, 顶板围岩的离层量变化为0.0~13.0mm之间, 这体现出了良好的支护效果, 其对顶板离层具有一定的阻止作用。处于锚、喷锚固范围外的顶板离层变化在5.0mm~26.5mm之间, 其内外离层量明显小于顶板离层的临界值 (20.0mm) , 且在不同的层位岩层中, 顶板位移差变化在2.5mm~13.6mm之间, 这能够反映出在煤矿巷道顶板中, 未有较大离层出现, 其支护具有较好的稳定性[5], 说明锚杆支护达到了良好的效果, 因此, 可以判定煤矿锚网支护巷道的锚杆与间距设定是极为合理的。目前顶板离层仪在煤矿锚网支护巷道顶板的平稳定检测中得到了有效的应用, 其对煤矿施工安全性有着重要的意义。

4 结束语

近年来, 随着我国科技水平的不断提升, 顶板离层仪在煤矿锚网支护巷道顶板的平稳定检测中得到广泛应用, 其不仅能够反映出巷道围岩的变形情况, 而且有利于检测锚杆支护的科学性与合理性, 当围岩变形超出临界值, 要及时对其进行相应的调整与支护修正, 确保煤矿生产的安全性。

摘要：随着我国社会主义现代化建设的不断发展, 我国的煤炭开采行业取得了卓有成效的发展, 作为煤炭开采中极为重要的组成部分, 锚网支护巷道顶板在煤炭工作面中应用最为广泛, 对巷道顶板的支护不仅影响着煤炭工作运行的安全性, 而且也影响着煤炭开采的经济效益。本文着重对煤矿锚网支护巷道顶板的平稳定检测方法进行深入分析。

关键词：煤矿锚网支护,巷道顶板,平稳定,检测方法

参考文献

[1]刘国庆, 等.矩形巷道支护预紧力对围岩稳定性的影响[J].山西焦煤科技, 2014, 23 (5) :46-49.

[2]赵海云.离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究[J].能源技术与管理, 2014, 39 (6) :10-12.

[3]张杨, 等.大断面复合顶板回采巷道锚网支护技术[J].煤炭技术, 2014, 33 (2) :58-59.

[4]高福全, 等.强烈动压影响下锚网支护巷道矿压显现规律研究[J].煤炭科学技术, 2015, 43 (1) :28-32.

巷道支护方法与支护 篇9

关键词：注浆加固 穿锚杆 U型钢支架 工字钢架棚

中图分类号：TU45 文献标识码：A 文章编号：1674-098X（2012）10（a）-0138-01

1 概述

章村矿三井391817工作面运料巷沿9#煤层掘进，顺巷岩层倾角，顶板在大青灰岩水的长期浸泡下，变得非常脆弱，在巷道掘进过程中，顶板受掘进超前应力影响，极易破碎，和大青灰岩水一起涌入巷道，不仅无法使用锚网支护，而且由于顶板冒落严重，U型钢支架受顶板破碎围岩冲击，向前倾倒，无法形成有效支撑，因此巷道无法支护。针对这种情况，我们对顶板注化学浆，在U型钢支架上方及前上方形成一个整体层，以此来阻止破碎围岩的冒落。U型钢支护完成后，再在U型钢支架下加套工字钢套棚加强支护，从而形成U型钢、工字钢双层支护，实现巷道的安全掘进。

2 波雷因作用机理及其特性

2.1 作用机理

波雷因岩层加固材料是一种低发泡倍数的双液高分子材料，主要由树脂及多元酯组成，通过双液注浆泵压注，按1∶1的比例在混合器中混合，最终被压注到需加固的破碎岩层中，并反应生成强度高、粘结性强的泡沫材料，可有效提高注浆岩层的整体强度及抗渗性能。

2.2 技术指标及相关参数

两种材料按1：1比例混合后，膨胀系数2～5，遇水后其膨胀系数可达10～15，并产生二次注浆压力，能渗透到岩层深部微细裂隙内，可有效地对破碎松软岩层进行加固，也可对岩层透水进行有效封堵。

波雷因的相关参数如下表1所示：

波雷因具有如下物理特性：

1）粘结性强，可与任何岩体表面产生较强的粘结力。2）凝固时间可调，根据不同注浆要求，其凝固时间可从15s～15min之间任意调节，且能准确控制。3）具有较好的韧性，抗压强度高，不但可以承受岩层的压力，还可以承受岩层的较大位移。

适用范围：适用于控制软弱岩层或富水岩层，可用于透水岩层或井壁的注浆治水、松软破碎岩层的注浆加固。

3　注浆施工总体方案

1817运料巷破碎顶板在顶板大青灰岩水的冲刷下，从巷道迎头涌入巷道内，无法有效控顶，为防止顶板岩石全部涌入巷道，经过认真分析研究后，决定采用注波雷因对其进行加固。

3.1　注浆孔布置

注浆孔布置如图所示。

根据1817运料巷掉顶情况，注浆范围在巷道迎头3架U型钢支架。打眼方法为在迎头后第二架、第三架U型钢之间打三个注浆孔，眼深3m，眼距1.0m，中间孔垂直巷道顶板，两边孔分别向两帮倾斜45°角，钻孔伸入到断层破碎带岩石中，孔径42mm。然后在第一架、第二架U型钢之间打三个注浆孔，眼深4.0m，眼距1.0m，注浆孔沿巷道方向向上倾斜45°。

3.2　波雷音消耗量

1817运料巷平均每天注浆一个班，其余两班生产，加快推进速度，以减少注浆材料消耗量。平均每个注浆孔注4桶（100kg）波雷音，每班注浆约600kg。

4　施工效果

通过对1817运料巷顶板破碎带注浆加固，煤层顶板被波雷因胶结为一个整体，迎头掉顶幅度大大减少，可以正常控制顶板，实现巷道安全掘进。

5 巷道支护

巷道注浆加固后，有效控制了顶板，可以使用U型钢支架支护巷道，实现正常掘进，但为防止顶板大青灰岩水冲刷导致U型钢支架倾倒，需在U型钢支架下加套工字钢套棚支护，棚距0.8m，工字钢与U型钢支架之间用圆木背实，以保证巷道安全。

6　结语

对于顶板极其破碎，不仅无法使用锚网支护等主动支护方式，由于掉顶严重，无法有效控顶，被动支护方式也不能奏效，为此，我们使用注化学浆加固的方法，使顶板破碎围岩胶结成一个完整整体，阻止破碎围岩掉落，从而实现U型钢支护。通过这次实践，我们认为，对于富水顶板条件下的巷道支护，应采用主动支护与被动支护相结合的联合支护方式，即：在巷道顶板完整时，采用锚网支护，然后再用U型钢支架加强支护，在支护过程中，要防止锚杆、锚索等进入富水岩层。在顶板淋水、破碎条件下，要对顶板破碎岩层注化学浆加固，然后使用被动支护方式支护。

参考文献

[1]　吴振启.综采工作面煤体加固技术[J].煤矿开采，2008，13.

巷道支护方法与支护 篇10

1 矿业回采巷道矿山压力控制分析

神木是一个煤炭资源丰富的地区, 煤矿行业非常发达, 分布有中国神华、中煤等大型央企以及众多的私人煤矿, 而巷道矿山压力控制与支护作为煤炭开采中非常重要的一个环节, 煤炭生产水平和效益直接受到此项技术的影响。在回采巷道中, 由于矿山压力和支护形式这两个关键因素没有被很好的结合利用, 导致诸多回采巷道或多或少的暴露出一定程度的破坏。查阅了一些之前的资料, 不同形式的支护巷道当中几乎所有的巷道都受到支护质量较差的影响, 出现了不同状况的损坏。并且查阅了大量矿井回采巷道的实际形状以及在回采时的矿山压力受力状况之后, 同时结合神木县的煤矿回采巷道发现, 如果所要开采的煤层是倾斜的, 工作面采用的走向长壁式布置时, 并且回采巷道的周围条件是不一样的, 那么回采巷道所受到的矿山压力及显现也是不相同的。如果回采巷道具采用同样的支护形式而且断面是相同的, 但巷道周围具有不同的地质条件和生产条件, 巷道所受的矿山压力也会大不相同。总而言之, 矿山压力会对煤矿回采巷道产生一定的破坏。

2 矿业回采巷道矿山压力分析

2.1 矿业回采巷道矿山压力的产生

矿山压力, 我们从其字面上理解就是位于回采巷道上面的矿山, 还有地面对煤矿的回采巷道的外壁产生不同的作用力。我们在控制煤矿回采巷道的矿山压力时, 要将矿山的岩层运动以及作用力的大小、分布的状态都考虑进去, 这些因素都会对煤矿回采巷道矿山压力的控制起到决定性的作用。在一些煤矿中, 出现的顶板坍塌事故, 同顶板上矿山岩层的运动被破坏是具有直接关系的, 岩层如果遭到破坏, 那么其被破坏的范围及被破坏后是否有内应力场, 对这样的外力进行支撑, 在岩层遭到破坏之后重力应力场也会重新分布, 上面的两个因素在通常的状况下是同时存在的, 而且这两个因素也是分布在煤矿回采矿道外面岩层的重力以及整个煤层上方用来支撑的压力。因此, 在一定回采的状态之下, 应力条件是通过岩层的破坏和运动来实现的。在这样的时间和空间之下, 应力场可以说是相对静止的, 岩层的破坏和运动, 引起了一个全新的转化状态。

2.2 矿业回采巷道矿山压力的种类

在内应力场中巷道进行维护和掘进过程中在分布范围的回采支撑压力, 在这样的状态之下, 由于回采的原因会使部分的岩层受到影响, 其所影响的岩层范围之内, 岩层的运动所产生的重力对所破坏范围的内用来维护和掘进巷道的回应力大小起到了决定性的作用。一旦停止回采所影响的岩层破坏运动, 在这个应力场所牵涉的范围之内进行维护和掘进的巷道岩层应力就会发生非常微小的转变。在原始应力场当中进行维护和掘进的巷道所要承受的矿山压力, 在原始应力场当中进行维护和掘进的巷道, 也就是避开了回采支撑压力的影响所进行的维护和掘进巷道。这样的应力之下, 我们依照原始的应力场特点, 将其划分成不同的两种状况:第一种状况压力是由于上覆岩层的重力所产生的, 这样的压力所产生的原因是单一的重力作用, 是一种原始的应力场;第二种状况同第一种状况不同, 不仅仅只是重力一种原因, 还有一些结构的应力对它的作用, 这种状况下的原始应力场会有残余结构应力的存在。

3 巷道矿山压力支护选型设计

3.1 内应力场的支护设计

在支护设计的过程中, 对其主要的影响因素除了要注意选择合适的巷道掘进和维护时间, 同时要注意根据内应力场受力是如何变形发展的, 我们要根据这两点进行支护的设计。通过这两个方面, 我们可以将这一过程分成两个发展阶段:第一个阶段我们可以将其设定为内应力场形成前的初始阶段;第二个阶段则是内应力场成熟阶段, 即发展和形成阶段。下面就两个阶段来细致分析。回采巷道支护技术的核心是将采场结构力学模型作为整个技术的主要内容, 而且此系统可以在不同的空间条件之下将系统当中内应力场所掘进和维护巷道支护予以解决。如果空间不同, 那么掘进和维护回采巷道矿山压力是从何而来, 其大小是怎样的, 同时分析了裂断的岩梁之间有哪些运动关系, 最后系统研究了回采巷道支护的核心采场结构力学。

3.2 锚杆支护的参数选择

根据三种围岩的稳定类型和性质, 分别可对不同情况下的锚杆参数选择与确定。首先我们来看下松动圈围岩, 这个类型的围岩其自重不大, 所以锚杆在这种围岩上的作用非常微小, 因此, 对于此类围岩, 不必进行支护, 如果有需要可以利用喷射混凝土这种方式进行支护。通过真实的工程实践我们可以看出, 用这样的方法进行处理, 混凝土厚度要小于20cm。通过理论和实践我们可以看出, 如果围岩的条件是中等稳定的, 那么围岩出现碎胀变形的状况会较明显, 而这样的状况将使巷道岩体出现裂缝或遭到破坏, 就不得不用锚杆来对其进行控制防止变形。如果锚杆锚固端位于松动圈之外的岩体时, 那么锚固端就是处于塑性区, 这时我们就可以采用悬吊理论对锚杆参数来进行确定。这种状况下, 锚杆的作用就是拉伸、挤压和加固, 从而起到保持松动圈内岩体稳定的作用。

锚杆的长度确定方法。根据如下公式进行:L=LP+L1+L2

在公式中:L表示的是锚杆的长度;LP表示的是围岩松动圈的厚度;L1表示的是锚杆在锚入松动圈后稳定围岩的深度;L2表示锚杆外露的长度, 在这里单位都是米。如何确定锚杆之间排距, 我们假设锚杆间的排距是等距的, 那么应满足下面的条件:

式中:D表示锚杆间排距, m;Qmin表示锚杆的最小锚固力, k N;γ表示围岩的重力密度值, k N/m3。如何确定锚杆的直径, 通过每根锚杆所吊的岩石重量来对锚杆直径进行计算, 公式如下:

式中:d表示锚杆的直径, mm;[σ]bios锚杆体的许用应力, N/mm2。在所支护的巷道当中, 如果岩石松动圈在1.5米以上的时候, 巷道的围岩就会有较大的变形, 此时对其增加支护强度以外, 同时支护要有可缩性。实践证明, 这种状况下可以使用一种锚喷网的支护结构。此结构的锚杆参数选择同上面所述原理相同, 只是松动圈厚度如果较大, 那么其锚杆也相应加长, 安装起来就会增加难度, 锚固效果也由于拉力加大效果会打折扣。如果是层状岩层, 锚固点要选择坚硬的岩层, 同时在巷道表面增加金属网同时进行喷层处理, 使支护效果更为理想, 也就说要根据具体条件而定。

4 结论

全文对煤矿回采巷道矿山压力控制与支护进行了分析, 对此方面我们有了更加系统和详细的了解和认识, 这些理论和实践经验为我们今后的煤矿回采提供了非常宝贵的理论经验, 为回采巷道矿山压力控制与支护的相关设计奠定了基础, 给出了支护设计有哪些关键的技术, 以保证在稳定的内外应力场中进行回采巷道的掘进和维护。

摘要：本文以陕西省神木县某煤矿作为背景, 阐述了在煤矿回采巷道中矿山压力的类型, 重点就煤矿回采巷道矿山压力控制与支护进行了详实的探析和研究, 同时结合实际情况就支护方面的技术做了进一步的分析, 并且通过实例证明了其所具有有效性。

关键词：煤矿回采巷道,矿山压力,支护

参考文献

[1]彭林军.煤矿回采巷道矿山压力控制与支护研究[J].西北煤炭, 2008, 6 (2) .